地下采矿设计

《矿床地下开采》课程设计说明书
设计题目某铁矿-40m矿段无底柱分段崩落法采矿
方法设计
专业名称2011采矿工程
学号************
学生姓名蒲洪智
指导教师魏大恩
2014年6月
攀枝花学院本科学生《矿床地下开采》课程设计任务书
《矿床地下开采》课程设计成绩评定表
评阅教师：
年月日
目录
1采择矿方法选 (1)
1.1 设计矿体的开采技术条件 (1)
1.1.1矿体倾角 (1)
1.1.2矿体厚度 (1)
1.1.3矿体走向长度及沿倾斜长度 (1)
1.1.4矿石品位及围岩含矿品位情况 (1)
1.1.5矿石及上、下盘围岩种类，节理裂隙发育情况，地质构造，矿岩稳固程度及其矿岩接触
情况 (1)
1.1.6矿体的物理机械性能 (1)
1.1.7矿岩允许不支护暴露面积 (1)
1.1.8地表陷落的可能性 (1)
1.2 采矿方法的选择 (1)
1.3 矿块构成要素 (2)
1.3.1对选定的采矿方法，确定矿块的构成要素及矿块布置方式 (3)
1.3.2确定回采工作面形式及允许暴露面积 (3)
2矿块采准切割工作 (3)
2.1 阶段运输巷道布置 (3)
2.1.1选择运输设备 (3)
2.1.2确定阶段运输巷道断面尺寸 (3)
2.1.3确定阶段运输巷道布置形式 (4)
2.2 矿块底部结构 (4)
2.3 切割工作 (4)
2.4 采准巷道及切割巷道断面尺寸 (4)
2.4.1选择采准巷道、切割巷道施工设备 (4)
2.4.2确定采准、切割巷道断面尺寸 (4)
2.4.3确定采准巷道及切割巷道数量及位置 (4)
2.5. 采准工程量 (4)
2.5.1采准工程量计算 (4)
2.5.2采准工作量计算 (5)
3 回采工作 (6)
3.1 矿房落矿工作 (6)
3.1.1选择凿岩设备及工具 (6)
3.1.2确定落矿参数 (6)
3.1.3按类似矿山条件，确定单位炸药消耗 (6)
3.1.4确定炮孔布置形式，并绘制炮孔布置草图 (6)
3.1.5简述装药及起爆方法 (7)
3.1.6计算一个循环落矿量（T） (7)
Q） (7)
3.1.7计算一个循环落矿消耗的炸药量（
1
q） (7)
3.1.8计算单位炸药消耗量（
1
T） (7)
3.1.9计算每米炮孔崩矿量（
m
3.1.10简述二次破碎方法 (7)
3.2 采场选择 (8)
3.3 采场地压管理 (8)
3.4 采场通风 (8)
3.5回采工作组织及编制回采循环图表 (8)
3.5.1简述回采工作组织 (8)
3.5.2计算回采凿岩、装药爆破、爆破后通风及出矿的时间 (8)
3.5.3编制回采循环图表 (9)
3.6 编制采准、切割进度计划图表 (9)
4 矿柱回采及空区处理 (10)
5 附图 (11)
图一炮孔布置图 (11)
图二切割平巷和切割天井联合拉槽法 (11)
6 参考文献 (12)
7 结束语 (12)
课程设计说明书
1采择矿方法选
1.1 设计矿体的开采技术条件
1.1.1矿体倾角
倾角α=50～60°。

1.1.2矿体厚度
矿体厚度m=18～28米。

1.1.3矿体走向长度及沿倾斜长度
矿段长600米，高50米。

1.1.4矿石品位及围岩含矿品位情况
地质品位32～45﹪,矿石平均品位33.5%。

1.1.5矿石及上、下盘围岩种类，节理裂隙发育情况，地质构造，矿岩稳固程度及其矿岩接触情况
矿石容重4t/m3，矿石中等稳固,f=6～8，围岩不稳固，上盘围岩f=3～4, 均为泥质灰岩,下盘围岩f=9～13, 均为大理岩，矿石的松散系数k=1.4～1.5，无自燃性和粘结性。

1.1.6矿体的物理机械性能
矿石的松散系数k=1.4～1.5。

矿石容重4t/m3。

无氧化性，无自燃性。

1.1.7矿岩允许不支护暴露面积
m，在《采矿手册》中该矿为中等稳定矿床，则允许暴露面积范围在《采矿设计手册》中<2002
m。

在《金属矿床地下开采》教材中50~2002m。

200~2502
1.1.8地表陷落的可能性
该矿地表为荒山，容许塌陷。

1.2 采矿方法的选择
该铁矿体属倾斜、急倾斜厚矿体，矿石中等稳固，围岩不稳固。

可选择分段崩落法、阶段崩落法和上向水平充填法。

表一采矿方法分类
法开采此矿体，经济上不合理。

该矿的价值不太高，崩落法中可选方法有无底柱分段崩落法、有底柱分段崩落法、阶段崩落法。

无底柱分段崩落法结构与回采工艺简单、安全、机械化程度高，按计划条件分析，矿石的损失贫化有可能小于有底柱分段崩落法，无底柱分段崩落法通风条件差，在完好通风系统和加强通风的情况下该缺点是可以减弱的。

有底柱分段崩落法回采矿石的损失贫化比较大，采准切割的工程量大，施工的机械化程度低。

其底部结构复杂，它的工程量约占整个采准切割工程的一半。

阶段强制崩落法矿石损失贫化大，灵活性也不如无底柱分段崩落法，大块产出率较高二次破碎工作量大。

综上所述，最后确定两种采矿方法即无底柱分段崩落法和阶段自然崩落法进行技术经济比较。

1.3 矿块构成要素
1.3.1对选定的采矿方法，确定矿块的构成要素及矿块布置方式
第一方案，无底柱分段崩落法。

分段高度10m，回采巷道间距10m，沿走向布置。

第二方案，阶段自然崩落法。

根据上述选出来的两种采矿方法：无底柱分段崩落法，阶段自然崩落法进行不同方面的比较，主要在矿石生产能力，矿石贫化率及损失率，回采率，原矿成本，采准比等方面进行粗略的比较。

根据该矿的具体条件，因此选取与本矿山地质地形条件，及矿体赋存条件，矿石及围岩的物理力学性质相近的矿山来作为本矿山的比较蓝本。

表二采矿方法技术经济指标分析比较表
段崩落法的采矿方法及掘进的方法相比阶段自然崩落法有明显的优势。

因此本矿山选取无底柱分段崩落法作为开采的采矿方法。

根据矿山地质资料及开采条件确定矿块要素：
（1）阶段高度。

取50m。

（2）矿块尺寸。

矿块长度取50m，矿块宽度取23m。

（3）溜井位置。

溜井布置在脉外，溜井断面为方形2.8m×2.5m。

（4）分段高度。

取10m。

（5）回采巷道。

回采巷道的间距取10m，上下分段回采巷道严格交错布置，使回采分间成菱形。

1.3.2确定回采工作面形式及允许暴露面积
m，矿石顶板允许暴露面积≤8002m。

采用不支护的形式，上盘岩石允许暴露面积1500~20002
2矿块采准切割工作
2.1 阶段运输巷道布置
2.1.1选择运输设备
阶段运输巷道沿脉布置，采用ZYQ-14装运机运至溜井。

2.1.2确定阶段运输巷道断面尺寸
阶段运输巷道断面尺寸2.8m×2.5m。

2.1.3确定阶段运输巷道布置形式
阶段运输巷道沿脉布置。

将总长600米的矿体划分为12个矿块，每个矿块长50米。

2.2 矿块底部结构
选择矿房底部结构形式为堑沟式底部结构形式。

其矿块底部结构的巷道有出矿巷道和堑沟巷道。

2.3 切割工作
选择切割平巷与切割天井联合拉槽法。

切割平巷与切割天井联合拉槽法：沿矿体边界掘进一条切割平巷贯通各回采巷道端部，每条进路末端掘进一条切割天井。

切割平巷的断面尺寸3.0m×2.5m，切割天井断面尺寸为2.0m×2.8m。

施工设备选择YG—80型凿岩机。

2.4 采准巷道及切割巷道断面尺寸
2.4.1选择采准巷道、切割巷道施工设备
选择YG—80型凿岩机8台，ZYQ-14型4台。

2.4.2确定采准、切割巷道断面尺寸
切割平巷的断面尺寸3.0m×2.5m，切割天井断面尺寸为2.0m×2.8m。

回采巷道断面尺寸2.8m×
2.5m。

2.4.3确定采准巷道及切割巷道数量及位置
采准巷道数量为35，切割巷道数量为35。

切割巷道位于矿体上盘内部，上盘围岩一面相交。

回采
巷道的末端形成切割槽，位置是沿矿体边界掘进一条切割平巷贯通各回采巷道端部，每条进路末端掘进一条切割天井。

2.5. 采准工程量
2.5.1采准工程量计算
表三采准工程量计算表
2.5.2采准工作量计算
采准系数k 1及k 2分别按下式计算： （1）用长度表示采准系数：
∑∑⨯⨯-=1000)/(1γV Q L K
=1885÷(23000－12799×4)×1000 =66.85m/kt
（2）用体积计算采准系数：
∑∑⨯⨯-=1000)/(12γV Q V K
=9274÷(23000－12799×4)×1000 =328.91 m 3/kt
其中：∑L=1885m ；∑V =12799m 3；()t LHB Q 230005050234=⨯⨯⨯==γ；
∑1
V
=5635+1875+1764=9274m 3；
式中： Q —矿石总量，[t]；
L －矿块长度，50m ； H －可采高度，50m ； B －采场宽度，23m ；
γ－矿石体重，平均3
/4m t ；
L ∑—采准巷道和切割巷道总长度，m ；
1V ∑—脉内采切巷道矿石总体积，3
m ；
V ∑—由采准巷道和切割巷道中采出的矿石总体积，3
m 。

3 回采工作 3.1 矿房落矿工作
3.1.1选择凿岩设备及工具
由凿岩设备YG-80，装配在CZZ-700型胶轮自行单机凿岩台车上。

3.1.2确定落矿参数
起爆时每次爆破两排炮孔，排距在1.5~1.8m 之间，方式为由上盘到下盘后退式回采，且要保证上分段回采超前于下分段，其中炮孔前倾角为85°，边孔角为45°。

凿岩设备为YG-80型凿岩机，YG-80型凿岩机装配在CZZ-700型胶轮自行单机凿岩台车上，根据设备参数可以选取孔径为60mm ，即d=60mm 。

它的有效孔深不超过14m ，最小抵抗线W=25~30d=1500~1800mm ，可取1.8m 。

孔底距h=0.85~1.2w=1.53~2.16m ，取1.6m 。

崩矿步距可取为2.5m 。

综上所述，炮孔前倾角为85°；边孔角为45°；有效孔深不超过14m ；最小抵抗线W=1.8m ；孔底距h=1.6m ；崩矿步距2.5m 。

3.1.3按类似矿山条件，确定单位炸药消耗
按类似矿山条件，根据矿石坚固性系数选择炸药单耗q=0.35Kg/t 。

3.1.4确定炮孔布置形式，并绘制炮孔布置草图
炮孔布置形式为上向扇形炮孔形式。

表四 一排炮孔的装药量。

3.1.5简述装药及起爆方法
用FT —28—1药卷装药器，装药选择多孔粒状铵油炸药。

采用非电力起爆以及导爆索起爆，起爆方式为每次起爆2排孔。

3.1.6计算一个循环落矿量（T ）
一个循环落矿量t T 1280426.11010=⨯⨯⨯⨯= 3.1.7计算一个循环落矿消耗的炸药量（1Q ）
每次起爆2排孔，一个循环落矿消耗的炸药量kg Q 42.201271.1001=⨯=
3.1.8计算单位炸药消耗量（1q ）
t kg T Q q /35.642.2011280/11=÷==
式中：1q —单位炸药消耗量，t kg /；
1Q —一个循环落矿消耗的炸药量，kg ； T —一个循环落矿量，t 。

3.1.9计算每米炮孔崩矿量（m T ）
m t l T T m /92.4)2130(1280/1=⨯÷==∑
式中：m T —每米炮孔崩矿量，m t /； T —一个循环落矿量，t ；
∑1
l
—一个循环炮孔总长度，m 。

3.1.10简述二次破碎方法
二次破碎的概念是：回采落矿后所产生的不合格的大块，在岩石运搬过程中需要进行破碎。

减少二次破碎量的方法有：（1）正确的选择崩矿的参数，使大块产出率降到最低；（2）允许有一定数量的大块产出率，但在地下设置破碎硐室，用破碎机进行二次破碎。

3.2 采场选择
采用ZYQ-14型装运机出矿，铲斗将矿石装入自身带有的自卸车厢中，运至溜井卸矿，完成装、运、卸三种作业。

在同一分段水平，装矿顺序是逆风流风向进行的。

为提高装运机效率，每台装运机保有三条以上的回采巷道轮流作业。

出矿时，用铲斗从右向左循环装矿。

3.3 采场地压管理
采场地压管理方法有：（1）留设矿柱或岩柱支护；（2）锚杆锚网支护；（3）充填空区；（4）封闭采空区等等。

其中它们的具体方式如下。

（1）留设矿柱或岩柱支护：留设必要的矿柱或岩柱支护采空区；
（2）锚杆锚网支护：在采空区顶板打入锚杆，固定钢网，形成锚杆锚网加固顶板，防止顶板松散岩层或松石冒落；
（3）充填空区：在矿房回采之后，可用充填材料将矿房或采空区充填，防止岩层移动或松散岩层垮落；
（4）封闭采空区：在通采空区的巷道中，砌筑一定厚度的隔墙，使空区围岩崩落产生的冲击气浪，遇到隔墙时能得到缓冲。

3.4 采场通风
采用分区通风方式，确保每个矿块都有独立的新鲜风流，并保证回采巷道的最小风速，在有设备工作时不低于0.3m/s ，其它情况下，不低于0.25m/s 。

回采工作面采用局扇通风。

局扇安装在上部回风水平，新鲜风流由本阶段的沿脉运输平巷经设备井，进入分段运输巷道和回采巷道。

清洗工作面后，污风由铺设在回采巷道及回风系统上的风筒引至上部水平回风巷道，并利用安装在上水平回风巷道内的两台局扇并联抽风。

3.5回采工作组织及编制回采循环图表
3.5.1简述回采工作组织
回采凿岩人数为8人，装药爆破人数为4人，通风人数为4人，出矿人数为4人。

每天三个工班，每班20人。

3.5.2计算回采凿岩、装药爆破、爆破后通风及出矿的时间 回采凿岩：选用的是YG-80型凿岩机，平均效率约为40~60m/（台·班）。

两排炮孔总长度为m 2602130=⨯。

则凿岩时间约为8125.0840260=÷÷班。

即6.5h ，则取7h 。

装药爆破：用FT —28—1药卷装药器，装药效率为68~78h kg /。

装药爆破时间取58.278271.100≈÷⨯。

即取3小时。

爆破后通风：由于采区的空区随着工作面的推进而不断增大，爆破通风时间也不断增加，每次爆破之后要保证通风40min 以上，取h 1。

出矿：用ZYQ-14型铲运机装矿石，经采场联络道、分段平巷，运至溜矿井矿。

铲运机台班生产能力2Q = 500t/台班。

一次崩矿量t T 1280426.11010=⨯⨯⨯⨯=。

采场出矿时间为64.045001280=÷÷班。

即5.12h ，则取6h 。

3.5.3编制回采循环图表
3.6 编制采准、切割进度计划图表
表六 采准切割进度计划表
表七 采准切割进度计划表
4 矿柱回采及空区处理
矿柱回采和空区处理应该遵循如下原则：
(1)统一性。

矿房、矿柱回采是矿块开采过程中紧密联系的互为条件的两个步骤。

矿柱回采受回采矿房所形成的条件的影响，但又反作用于矿房回采方案和工艺的选择。

(2)及时性。

矿柱能否及时回采其效果迥异。

(3)合理性。

为了促进及时回采矿柱和处理空区，应该从资源利用、安全、经济效益等方面对矿柱回采进行全面的正确的技术经济分析。

矿柱回采的技术条件比矿房回采复杂和困难，回采技术经济指标一般低于矿房。

但是，由于开拓费用、与矿房共用的采切费用和管线敷设费用等与矿柱回采与否无关，矿柱的回采成本仅由回采矿柱所需追加的采准、回采费用及其他相关费用组成。

因此，其经济效果示必低于矿房。

很大程度上取决于所采用的回采方法和回采是否及时。

矿柱回采方法按其回采前的矿房状态分为：(1)敞空矿房的矿柱回采；(2)充填矿房的矿柱回采。

空区处理的方法分为：(1)充填法；(2)崩落法；(3)永久矿柱技撑法；(4)隔绝未能；(5)联合法。

5 附图
图一炮孔布置图
图二切割平巷和切割天井联合拉槽法
1——切割平道；2——回采炮孔；3——切割天井；4——切割炮孔
6 参考文献
[1]《金属矿床地下开采》（解世俊主编）
[2]《采矿设计手册》第二卷（下册）
[3]《采矿手册》第四卷
[4]《矿柱回采与空区处理》（中南工业大学编）
[5]《无轨采矿》（李开文编）
[6]《采矿方法型谱》（上、下册）
[7] 《无底柱分段崩落法文集》
[8] 《无底柱分段崩落采矿法》
[9] 《采矿方法计算》（西北冶金设计院1976年编印）
[10] 《矿图》（东北工学院采矿教研室编写）
[11] 《冶金矿山设计参考资料》
7 结束语
经过此次的金属矿床地下开采课程设计，通过查找矿床地下开采的各种相关知识的书籍以及在网上找到的相关论文和设计报告，让我进一步巩固以及拓展了课本中所学的专业知识，而且还从中学到了更多的以前我在课堂和书本中没有的知识。

经过此次的金属矿床地下开采课程设计，不仅得到了一定的实际锻炼，而且也使自己的设计能力有了进一步的加强。

通过实际操作，使自己清楚的认识到了本门专业的许多知识，需要和实际联系的很多，不能只停留在理论中，要和实际相联系，要想成为一名合格的采矿工作人员，还需要更多的锻炼才行，而且还要更加的努力。

在设计过程中遇到的疑难问题，在魏老师耐心的指导下，我们都一一克服了，这使得我顺利完成了本次设计内容。

经过此次的金属矿床地下开采课程设计，让我知道了在今后的学习中，我要更加努力的学习本专业的其他专业课程及相关课程，使自己向一个合格采矿人员迈进。